BG97751A

BG97751A - Метод за получаване на леснолетливи метали като цинк, олово и кадмий от сулфидни суровини

Info

Publication number: BG97751A
Application number: BG97751A
Authority: BG
Inventors: Timo T Talonen; Heikki J Eerola
Original assignee: Outokumpu Research Oy
Priority date: 1992-05-20
Filing date: 1993-05-19
Publication date: 1994-03-24
Also published as: US5403380A; ZA933339B; RU2091496C1; FI922301A0; FI922301L; CA2096665A1; EP0570942B1; BR9301940A; ES2124753T3; DE69322198T2; RO109954B1; MX9302903A; CA2096665C; KR930023477A; FI93659C; AU664442B2; CN1037531C; EP0570942A1; CN1080325A; NO931799L

Abstract

Методът се прилага в производството на леснолетливи метали от сулфидни суровини, получени по пирометалургичен метод. Той включва подаване на цинков сулфиден концентрат в стопилка от мед чрез газ носи тел при атмосферно налягане и температура от 1450 до 18000c така, че цинкът, оловото и кадмият да преминат в летливо състояние, а желязото и медта да останат в стопено състояние или във формата на мет ално-сулфиден щайн, образуван от пещта.

Description

Изобретението се отнася до метод за получаване на цинк, кадмий, олово и други лесно летливи метали от сулфидни суровини, при пирометалургични процеси, г

При производството на цинк по пирометалургичен метод се използват главно методи, при които сулфидната руда или концентратъ^гнай-напред се превръщат в оксидна форма посредством калциниране, след което цинкът и другите благородни метали се редуцират заедно с известно количество въглерод съдържащо вещество.

В (1) е описано редуцирането на окислена цинковожелязна руда съдържаща мед, сребро и/или злато в дъгова електропещ (т.е. пещ, чиято дъга преминава през шихтата) при температура под 1450°С до щайн, шлака практически несъдържаща цинк и пари от метален цинк Съгласно (1) захранващата суровина се състои от сулфидна сяра или сулфидната суровина се подава в пещта в такова количество, че да се образува щайн, в който е разтворена поне част от желязото, какт и от медта, среброто и златото. Получените цинкови пари кондензира при което се получава плътен стопен метал.

В (2) е описан метод, при който смес от съдържаща цинков окис суровина и ситно смлени въглища се изсипва в стопилка от мед .

или медна сплав и се потапя с помощта на подходящо съоръжение.

Стопилката се поддържа при температура между 1900 - 2200°₽ (около 1038 - 1204°С), при което цинкът се редуцира и в резултат се получава сплав от мед и цинк. Нередуцираната шлака се оставя да се при движи до повърхността, след което се отгребва. После сплавта се загрява при атмосферно налягане или при понижено налягане, при условия подходящи за редукция или при неутрални условия, така че поголяма част от цинка се изпарява, кондензира се и се извлича във формата на плътен метал.

В (3) е описан метод, при който съдържащ основно мед и

W цинк концентрат, руда или пържилен остатък се нагнетява заедно с флюс, гориво и газ, съдържащ кислород, в баня от стопена шлака. По лученият меден щайн се отделя от шлаката в отделна утаителна пещ. Металният цинк, летливият сулфид или сярата преминават в летливо състояние, след което се извличат. Съгласно този метод, количество то газ съдържащ кислород е намалено, така че медта съдържаща се в банята не се окислява повече до Ct^S.B медния щайн се концентрират благородните метали.

В (4) е описан метод, при който цинк, олово и/или кадмий се получават при взаимодействие на сулфидите на споменатите метали и метална мед. Минерален сулфид се редуцира със стопена мед в екстрактор за метал, при което се получава сулфиден щайн (Cl^S) и сплав на редуцирания метал и медта. Щайнът се подава в конвертер, където той с помощта на кислород или въздух се превръща в мед и серен двуокис. Медта се връща в екстрактора за метал.

От екстрактора за метал, металната сплав се въвежда в изпа рител, в който летливите метали се изпаряват лесно от стопената медна сплав и получената мед се подава в конвертер или екстрактор за метал. Изпарените метали се кондензират в кондензатор или се подлагат на фракционна дестилация; цинкът и кадмият се кондензират отделно.

4.

съд с понижено налягане, в който летливият материал се извлича във формата на метал или съответния сулфид, а онечистванията се извличат чрез всмукване. Металът, който се извлича, може също да бъде калай, като в този случай калаеният сулфид се извлича в летливо състояние. Стопилката циркулира, поне частично, като се използва споменатото всмукване чрез нагнетяване на газ в нея, за да се получи локално понижение на плътността в нея.

Тъй като методът се провежда при понижено налягане , температурата е в границите 1150 - 1350°С. Топлината необходима за ендо термичните реакции, които се провеждат в смесителя и в съда с пони жено налягане, се осигурява чрез циркулиране в конвертера на сулфиден щайн взет в излишък, който се загрява в конвертера или който може допълнително да се загрее с помощта на горелки.

Настоящото изобретение се отнася до получаването на цинк по пирометалургичен метод, съгласно който цинкът се изпарява директно от цинков концентрат в електрическа пещ при атмосферно наля гане, като температурата на стопилката, когато в нея присъства сто пена мед, е 1450-1800°С, а цинкът се извлича във формата на стопен метал посредством кондензиране на отработените газове от електричеката пещ. При използването на този метод се извличат също други ценни метали съдържащи се обикновено в концентрата, т.е. олово, ка мий, мед, сребро, злато и живак. В патентните претенции, които са неразделна част от настоящото описание, са разкрити съществените нови признаци на изобретението.

Изобретението се илюстрира и от приложените чертежи, в кои то фигура 1 представлява графика показваща съотношението на оловнс то съдържание в шлаката и щайна като функция от медното съдържание в шлаката и фигура 2 илюстрира съдържанието на цинк в метала и в щайна и съдържанието на сярата в метала като функция от температурата.

.

В метода се използва способността на медта да свързва сярата по-лесно от цинка или оловото, която способност вече е описана от Фурнет през 1833 година. Кадмият, живакът и среброто също притежават подобна способност. Сулфидите на споменатите метали взаимодействат при повишена температура със стопената мед намираща се в пещта, при което се провеждат следните реакции:

ZnS + 2Cu	->	Zn + Cu₂S	(1)
PbS + 2Cu	->	Pb + Cu^S	(2)
CdS + 2Cu	->	Cd + Cu₂S	(3)
HgS + 2Cu	->	Hg + Cu₂S	(4)
Ag₂S + 2Cu	->	2Ag + Cu₂S	(5)

Редуцирането на цинка и другите метали се провежда при температура, която да е достатъчно висока, за да могат летливите метали да напуснат електрическата пещ в газообразно състояние. Полученият практически несъдържащ цинк меден щайн се извежда от пещт и се въвежда в реактор за окисление, в който той се окислява отново до мед и се връща в електрическата пещ. Газът съдържащ на практика само цинк в парообразна форма, се кондензира съгласно познатите методи до течен метал.

Поради високата температура количеството цинк, разтворено в медта, е малко. Това обаче не е от значение при този метод, тъй като практически медта не се извлича от пещта, а се използва в реакции с метални сулфиди, които трябва да бъдат редуцирани.

Долната граница на стопилката в електрическата пещ се опре деля в зависимост от желания добив на цинк. При проведени лабораторни опити, отделянето в газа при 1300°С, след като съдържанието на цинк в медта намираща се в пещта достигне точката на насищане , е около 55¾, при 1400°С съответно е около 84¾ и при 1500°С - над 99¾. Следователно за едно приемливо извличане на цинк е необходима минимална температура от 1450°С на стопилката в електрическата пещ.

6.

Горната граница на стопилката се определя от устойчивостта на материалите, от които е изработена електрическата пещ. На практика устойчивостта на високи температури на облицовъчния материал ограничава използваната в метода температура до под 1800°С.

Съдържанието на сяра в получения цинк се повишава заедно с повишаването на температурата. При проведените опити съдържанието на сяра в цинка извлечен от газа е 0.004¾ при 1400°С и 0.02¾ при 1500°С.

Оловото от стопилката преминава в летливо състояние значи-

телно по-слабо от цинка, тъй като то има по-ниско налягане на парите. По-специално, в смесени концентрати, съдържащи освен цинк, ош и олово, съотношението между количеството на оловото и цинка може да бъде толкова високо, че независимо от високото съдържание на олово в сплавта парциалното налягане на оловото да не бъде доста тъчно високо за изпаряване на оловото получено от суровината. Поспециално, при ниски температури в електрическата пещ се голямо количество олово, разтворено в медта. Над точката на медта, оловото и медта се смесват напълно

За да се поддържа съдържанието на олово вщайна и акумулира на топене в метала в електрическата пещ ниско при провеждане на метода при умерени температури, летливостта на оловото може да бъде засилена продухване на стопения метал намиращ се в пещта с инертен пример азот. Така оловото от стопилката може да премине в чрез газ, налетливо състояние заедно с кът във формата на вото. Количеството твата олово и цинк, газа носител при ниско налягане на парите. Цин газ също се използва като газов носител на оло необходим за продухването газ зависи от количес съдържащи се в концентрата.

Използването на газ за продухване е едно се третира концентрат съдържащ само цинк, защото предимство, когатс тогава се постига.

вече при ниска температура, добив на цинк, който иначе би изисквал

7.

използването на по-висока температура.

В един непрекъснат метод, при който в електрическата пещ непрекъснато се подава олово и се нагнетява сулфиден концентрат, съдържанието на цинк в щайна и медта е по-високо, отколкото в периодичния метод. В непрекъснатия метод щайнът може да напуска елек трическата пещ през специална утаителна зона и зона за изпаряване, където медните капки съдържащи се в щайна се извличат, а оловото и цинкът, които се съдържат в щайна се спускат надолу чрез изпаряване с инертен газ.

Когато се използва гореспоменатия промиващ газ, за предпочитане е той да се използва и като газ носител, с помощта на който рудата или концентратът се нагнетяват в стопената медна баня в електрическата пещ. Ако се иагаетява едно по-голямо количество газ оловото и цинкът в сулфидния щайн и в медта, се отделят, но от дру га страна това води до затруднение при извличането на металите от газа, тъй като той ги разрежда.

Един обичаен начин за получаване на цинк по пирометалургичен метод е да се редуцира окислена или окислена и калцинирана руда или концентрат с въглерод или друго въглеродно вещество. При този метод цинкът се изпарява и излиза от реактора в газообразна *** форма заедно с носещия газ, съдържащ въглероден окис или въглероде!

двуокис

Zn_{r Ί} + C02, (g) (g)

-> ZnO_Cs) + C0_(g) (6)

Този недостатък се отстранява, когато газът се охлажда мно го бързо, за да няма време за извършване на окислението съгласно реакция (6)

Бързото охлаждане може да се проведе, например, като се използва стопен цинк, който се нагнетява в газа или за предпочи тане с помощта на стопено олово, като в този случай кондензиращият цинк се разтваря в оловото и неговата активност се понижава. Като втори етап цинкът може да бъде извлечен от оловото посредством охлаждане

В метода съгласно изобретението, цинкът напуска реактора само под формата на цинкови пари които освен цинк съдържат практически други лесно летливи метали, които се редуцират от медта. Ако се използва инертен газ носител, като например азот, при подаване на суровината в реактора, газът който напуска реактора също съдържа същия газ, но той не съдържа газообразни съединения, които практически са носители на кислорода. Следователно, проблемът за окисляване на цинка, който е обичаен при стандартните пирометалургични методи, не съществува в този метод. Цинкът и другите летливи метали могат да бъдат извлечени по известни методи чрез охлаждане на газовете, така че те да се кондензират.

При пирометалургичните методи за получаване на цинк, суровият цинк, който се получава, съдържа също и олово и кадмий.

Суровият цинк често се пречиства чрез извличане на споменатите примеси с помощта на фракционна дестилация. В метода от Ню Джърси

СУровият цинк се дестилира в две последователно свързани колони, където освен другите метали, се отделят и олово, цинк и кадмий.

Консумацията на енергия при фракционната дестилация на цин ка е висока, около 7 GJ/t цинк. По-голямата част от енергията отива за изпаряването на цинка в дестилационните колони.

При метода съгласно настоящото изобретение, цинкът съществува на практика само във формата на пари или в парообразна форма смесен с инертния газ носител и следователно може да бъде въведен дестилационната колона директно от реактора, без първоначално кондензиране до течно състояние. Повторно окисляване на цинка не се извършва, тъй като дестилационните колони не съдържат кислород или окисляващи съединения. Така основната част от енергията, която оби кновено е необходима за провеждане на дестилацията, може да бъде спестена

Когато по време на провеждането на опитите, суровината съдържаща цинков сулфид се подава в медната баня в редукционния реактор чрез нагнетяване с инертен газ носител, съдържанието на сяра, както и съдържанието на примесите в цинка, който се кондензира от изходящите газове от реактора, е по-високо, отколкото при опитите, които се провеждат без да се използва газ носител. Това от части се дължи на факта, че газът носител улавя нереагиралите метални сул фиди и те преминават заедно с него в реактора за кондензиране на цинк. При повишаване на количеството газ излизащо от реактора, се повишава и количеството сяра и метални сулфиди, които се изпаряват и отделят от суровината и щайна във формата на газове.

Поради просмукване на въздух в електрическата пещ или в газовите тръби може да проникне кислород, който кислород, заедно с ме тапите образува метални окиси с висока точка на топене.

В реактора за кондензиране на цинк споменатите онечиствания образуват шлака с твърда консистенция или отделен пласт стопилка върху цинка. Те се отстраняват по обичайните методи и се връщат в реактора за редуциране или в конвертера.

Ако газът бъде отведен директно от редукционната пещ в дестилационната колона, гореспоменатите онечиствания могат да причинят блокиране на тарелките на дестилационната колона или по някакъв друг начин да попречат на нормалната работа на колоната. За да се избегнат тези затруднения, газът може да бъде очистен, непосредстве но преди въвеждането му в дестилационната колона, чрез нагнетяване със стопен метал, който съдържа олово и/или цинк. Температурата в камерата за нагнетяване се регулира така, че да бъде достатъчно висока и да не може цинкът съдържащ се в газа практически да се кондензира от него,а вместо него - гореспоменатите онечиствания, кактс и част от оловото съдържащо се в газа, да се присъединят към οποβηι и/или цинков поток циркулиращ в концентрата.

10.

Част от отстранените онечиствания образуват твърда шлака на повърхността на стопения метал намиращ се в камерата и тя се отстранява по известните методи. Част от нея се разтваря в стопения метал или образува на повърхността му отделен стопен слой, който е неразтворим или съвсем слабо разтворим в метала. От промивния ре актор очистеният газ се въвежда директно в дестилационната колона, където се отделят оловото, цинкът, кадмият и другите летливи метали съдържащи се в него.

Чрез повишаване на температурата на стопения метал в камерата,могат да бъдат намалени количествата цинк и олово, които в зо ната за промиване преминават от газа носител в стопилката. В резул тат добивите от тях след дестилационната колона се повишават. Това е едно предимство, тъй като металите извлечени чрез дестилация са по-чисти от тези, които се извличат от гореописания промивен реактор. Температурата на метала може да бъде повишена до температурат на газа влизащ в промивния реактор. Долната граница на температура та е точката на кипене на цинка, т.е, около 905°С.

Железният и медният сулфид, съдържащи се в концентрата, не взаимодействат в електрическата пещ, те само се разтварят в щайновата фаза. Пиритът, освобождава лесно подвижната сяра от молекулата си, която (сярата) взаимодейства с медта, при което се получава ме ден сулфид.

Така медта съдържаща се в концентрата се събира в медта циркулираща при провеждането на метода. Тя може да бъде отстранена от циркулационния поток и извлечена или във формата на метал след преминаване през конвертера или във формата на щайн от електрическата пещ.

Желязото съдържащо се в концентрата се окислява в конвертера. Заедно с подходящи флюси, които се подават в конвертера, например силициев окис, то образува стопена шлака, която се отделя

1 .

като отпадъчен продукт.

Обикновено цинковият канцентрат съдържа и малки количества благородни метали. При температурите преобладаващи в електрическата пещ, налягането на парите на среброто обикновено е достатъчно за изпаряване на цялото количество сребро от концентрата. Обаче разтварянето му в големи количества метал и щайн понижава активността му до такава степен, че значително количество сребро остава неизпарено. Налягането на парите на златото е толкова ниско, че практически цялото количество злато се разтваря в металната сплав и щайн.

В (6) се посочва, че според измервания, при 1400 К съдържанието на злато в медта, която е в равновесие със сулфидния щайн, е около стократно повече отколкото златото, което се съдържа в щайна. При повишаване на температурата се повишава и съдържанието на злато в медта, а се понижава съдържанието му в щайна. Според същия литературен източник, съдържанието на сребро в медта при 1400 К е около 2.1 пъти повече от съдържанието на сребро в щайна от меден сулфид.

В метода на настоящото изобретение е за предпочитане споменатите благородни метали да бъдат концентрирани в медта и щайна в електрическата пещ и от време на време да се отделят малки количества метална сплав от пещта, като от тази метална сплав благород ните метали се извличат по известни методи, например използвани при някои методи за получаване на мед.

Понякога се получават добри резултати, когато непрекъснатс се оставя малко количество сплав да изтича от пещта, за да бъдат извлечени благородните метали съдържащи се в нея и да се отстраня възможните онечиствания намиращи се в металите отделени от пещта.

Това е за предпочитане, ако съдържанието на благородни метали в суровината е изключително високо или концентратът съдържа големи

2 .

количества вредни примеси. Един такъв вреден пример концентриран в медта е арсенът.

Тъй като суровината често съдържа малки количества мед, отстраняването на метална сплав от циркулиращия поток не причинява дефицит в количеството мед циркулиращо при провеждането на метода, тъй като по този начин количеството мед в концентрата може да бъде отстранено от процеса и след това да бъде използвано.

Благородните метали разтворени в щайна заедно с него отиват в конвертера, където една значителна част от тях се прехвърля в медта (известно от литературата) и заедно с нея, обратно в електриW ческата пещ.

В някои случаи е за предпочитане да се отдели сулфидния щайн от процеса вместо металната сплав, като в този случай гореспоменатите метали и онечиствания се извличат от сулфидния щайн.

За предпочитане е при провеждането на този метод, кислород да не присъства в електрическата пещ в съединения, с които може да попадне в газа и да попречи на кондензирането и дестилацията на цинка. Въпреки че желязото съдържащо се в захранващата суровина мой да свърже малки количества кислород като се окисли в шлаката до жел»'- лезен окис, за предпочитане е медта получена от конвертера да съдържа колкото може по-малко количество кислород. От друга страна медта не трябва да бъде без съдържание на сяра, както е обичайно в известните методи за получаване на мед. Също предпочита се продухването в конвертера да бъде прекъснато преди цялото количество щайн да излезе от него и съдържанието на кислород в медта да започне да се увеличава.

В проведените опити медният щайн се превръща с помощта на продухване с въздух, така че получената черна мед да бъде в равновесие със сулфидния щайн при около 1300°С. Съдържанието на кислоро. в получената черна мед е 0.07¾ средно, а съдържанието на сяра е съответно около 1 % .

13.

Сулфидният щайн, който се отстранява от електрическата пещ се превръща по известни методи, например в конвертера на Пиърс-Сми или за предпочитане в конвертера се подава непрекъснато сулфиден щайн от електрическата пещ, а металната мед се подава непрекъснато от конвертера в· електрическата пещ. Количеството щайн, което се отстранява от електрическата пещ, е почти стехиометрично по отноше ние на количеството сулфид, което се подава в пещта, тъй като щайн' не трябва да циркулира, за да се поддържат ендотермичните реакции. В метода на изобретението топлината, която се отделя от конвертера може да използва за различни цели, например за третиране на ярозит ни отпадъци от стари цинкови заводи, така че превърнати в екологична шлака.

Съдържанието на мед в шлаката, която тера е толкова високо, най-ниската граница е отпадъците да бъдат се образува в конвернад 6 , че тя трябва да бъде надробена по метода за очистване на шлаки непосредствено преди отстраняването й като отпадъчен продукт. Като се използва калциево-феритна шлака вместо фаялитна шлака, съдържанието на мед в шлаката от конвертера може да бъде понижено.

За очистване на шлаката се използват известни методи, например редукция с въглероден редуктор в електрическа пещ. Медта ил щайнът съдържащи мед получени при този метод, могат да бъдат подавани в електрическа пещ за извличане на цинк или в конвертер.

Сулфидният щайн може да бъде окислен в конвертер почти напълно, така че в реактора, в крайния етап на превръщане, да остане само черна мед и шлака. Съдържанието на кислород в получената черна мед е високо, а съдържанието на сяра е по-ниско отколкото в пре дишния случай; съдържанието на мед в шлаката е високо. Непосредствено преди връщането на медта в електрическата пещ за извличане на цинк, съдържанието на кислород в нея може да се понижи, като се из ползва известен метод, който се провежда в анодна пещ, в която чер ната мед се редуцира с въглероден редуктор.

14.

Ако суровината съдържа основно олово, съдържанието на олово в щайна и медта се увеличава значително, когато се провежда не прекъснат метод на производство, което се дължи на ниското налягане на парите при които се на оловото. При провеждане на полупромишлени опити, третира концентрат със съдържание на олово, грубо казано равно на 14%, съдържанието на олово в щайна е най-много около 4¾, а съдържанието на олово в метала е около 14¾. Що се отнася до добивите от олово, фактор който е от значение е съдържанието на олово в щайна, тъй като щайнът се извлича от пещта по вре . ме на провеждане на конверсията.

За да се получат добри добиви от олово, желателно е конвер сията и очистването на шлаката да бъдат контролирани, така че кол кото може по-голяма част от оловото разтворено в шлаката да бъде върнато в електрическата пещ заедно с медта. Това е възможно напри мер, когато се използва калциево-феритна шлака при провеждането на методи на конверсията.

Изобретението е илюстрирано чрез фигура 1, която представл> ва графика отразяваща съотношението на оловното съдържание в шлаката и в щайна при превръщането на съдържащия олово медносулфиден щайн и при очистването на шлаката.

Разпределението на оловото при конверсията зависи от степента на окисление. Съгласно проведените измервания, съдържанието на олово в шлаката от конвертера и медта, съгласно фигура 1,е такова, че при ниско съдържание на мед в шлаката, съдържанието на оловс в медта е високо в сравнение с неговото съдържание в шлаката и обратно.

За да се постигне колкото е възможно по-малка загуба на олово в отпадъчните продукти, желателно е да се контролира метода на конверсията, така че съдържанието на мед в образуваната шлака да е възможно най-ниското. Това се постига когато, както образуваната

15.

мед, така и образуваната шлака, са в равновесие по отношение на сулфидния щайн.

Съдържанието на олово в шлаката от конвертера се понижава до минимум, като шлаката се подлага на ефективна редукция в процес за пречистване на шлака, така че съдържанието на мед в шлаката също да бъде ниско. В гореописаните опити, съдържанието на олово в отпадъчната шлака е около 0.3¾, което е възможно най-ниското съдържание на олово.

Изобретението е илюстрирано от примерите, които следват. Примерите, в които температурата е под 1450°С са сравнителните примери.

Пример 1

800 г електролитна мед и 500 г цинков концентрат се поставя в тигел и се загряват в индукционна пещ до 1300°С. Газът, който се образува, се извлича и охлажда, за да се кондензира цинкът, който се съдържа в него. След провеждането на опита, тигелът и остатъците намиращи се в него се охлаждат и анализират. Резултатите са дадени в таблицата, която следва.

	сяра тегл.¾	цинк тегл . °й	мед тегл. 1
концентрат	33.8	46	0.8
метал в тигела	0.38	13.9
сулфиден щайн в тигела	23.1	14.9	54.1
Когато същият опит	се провежда	при 1400	С, получават се
следните резултати:	сяра	цинк	мед
	тегл.$	тегл. °б	тегл. °й
концентрат	33.8	46	0.8
метал в тигела	0.65	7.8
сулфиден щайн в тигеля	22.2	4.8	66
метал кондензират он газа	0.001	99

16.

Пример 2

Опитът описан в горния пример се повтаря, с тази разлика, че тигелът се загрява до 1500°С. Получават се следните резултати:

	сяра тегл.%	цинк тегл.%	олово тегл.%
концентрат	31 .2	53.3	2.3
метал	1 .1	1 .6	2.3
сулфиден щайн	19.8	0.96	0.59
метал кондензиран от газа	0.01	99
Пример 3
Опитът описан в пример	1 се повтаря	, с тази	разлика, че
тигелът се загрява до 1600°С.	Получават се	следните	резултати:
	сяра	цинк	мед
	тегл.%	тегл.%	тегл. °ъ
концентрат	33.8	46	0.8
метал в тигела	0.78	0.34
сулфиден щайн в тигела	20.9	0.1
метал кондензиран от газа	0.01

Съдържанието на цинк в метала и щайна, както и съдържаниетс на сяро в метала, е илюстрирано от фигура 2 като функция на температурата .

Пример 4

В полупромишлена електрическа пещ се подават 300 кг мед.

В нея освен това от предишен опит се съдържат още 200 кг мед. Медв медта та се стопява и температурата се регулира до 1380 С. След това/се подава цялото количество от 195 кг концентрат, съдържащ цинк и олово, със скорост на подаване от 57 кг/ч чрез нагнетяване през тръба, а използваният газ носител е азот, 87 л/кг концентрат. След приключване на нагнетяването, стопилката получена в пещта се анализира. Резултатите са дадени в таблицата, която следва:

17.

	цинк тегл.	сяра тегл. °ъ
концентрат	29.3	14.2
метал	3.75	8.3
сулфиден щайн	1 . 7	3.0
Пример 5

Повтаря се опитът, както е описано провеждането ме в примет

4, с тази разлика, че се стопява допълнително количество от 400 кг мед и температурата се регулира на 1530°С. Общо количество от 210 # кг концентрат се нагнетява със скорост на подаване от 41 кг/ч, като газ носител се използва азот, около 200 л/кг концентрат. Резултатите са дадени в таблицата, която следва:

	цинк тегл. $	олово тегл. °б
концентрат	29.3	14.2
метал	1 .1	5
сулфиден щайн	0.25	1 .75
Пример 6

В полупромишлена електрическа пещ се подават 300 кг мед и φ** θ

W температурата се регулира на 1570 С. Общо количество от 320 кг концентрат се нагнетява в пещта със скорост на подаване от 60 кг/ч, като газ носител се използва азот, около 132 л/кг концентрат. Резултатите са дадени в таблицата, която следва:

	цинк тегл.ξ	олово тегл. °ъ
концентрат	29.3	14.2
метал	0.71	9.4
сулфиден щайн	0.28	2.8

ЛИТЕРАТУРА

1. САЩ патент 2,598,745.

2. САЩ патент 3,094,411.

3. САЩ патент 3,892,559.

4. САЩ патент 3,463,630.

5. Патент на Великобритания 2,048,309.

6. S.Sinha, Н. Sohn and M.Nagaaori: Metallurgical

Transactions B, March 1985, vol. 16B

a · • · · · • · е · · » · · ·· ·· · · · · · · · ·· • ··· · · · ·· ··«·

Claims

ПАТЕНТНИ ПРЕТЕНЦИИ *··*’··’ ··*’··’

1. Метод за получаване на лесно летливи метали, като цинк, олово и кадмий по пирометалургичен метод от сулфидна суровина, така че при това да се отделят и други ценни метали, съдържащи се в суровината, характеризиращ се с това, че цинковият сунфиден концентрат се подава в стопилка от мед в редукционна пещ, която работи чрез при атмосферно налягане, така че/7гопилката от мед, съдържащите се в концентрата цинк, олово и кадмий преминават в металната си форма, отделят се в газообразна форма от пещта и се кондензират, докато благородните метали, желязото и медта в по-голямата си част остават в стопилката от метал или в металния сулфиден щайн, получен в пещта{ щайнът получен в пещта се подлага на циркулация в окислителен реактор с цел да се превърне медният сулфид обратно в мед, в металната форма, който след това се връща обратно в редукционната пещ.
2. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че редукционната пещ работи при температура в границите от 1450 до 1800°С.
3. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че редукционната пещ е електрическа пещ.
4. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че концентратът се инжектира в стопилката от метал посредством носител газ,
5. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че стопилката от метал се продухва с помощта на инертен _______ газ, вдухван в нея.
6. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че метално-сулфидният щайн се продухва с помощта на инертен газ, непосредствено преди преместването му в реактора за окисление.
7. Метод огпасио всяка предходна претенция, характеризиращ се с това, че използваният инертен газ е азот,
8. Метод съгласно претенция 1, характеризира» се с това, че от редукционната пещ към окислителния реактор се подава сул^Аиден щайн е стехиометричио количество, изчислено по отношение на захранвания сулфид.
9. Метод съгласно претенция 1, характеризиращ се с това, че летливият цинк и другите метали се подават в реактора за кондензиране.
10. Метод съгласно претенция 1, характеризира» се с това, че летливият цинк и другите метали се подават в реактора за дестилиране.
11. Метод съгласно претенция 1 и 9, характеризира» ее с това, че непосредствено преди подаването на летливите метали в реактора за дестилиране, те се инжектират в стопилката от метая, съдържана олово и/или цинк.
12. Метод съгласно претенция 1, характеризира» се с това, че от редукционната пещ иян от реактора за окисление се отделя стопиηка от метал за извлнеав· на благородни метали